|
№
вар.
|
Б,
тыс.т
|
Д,
тыс.т
|
Аруд,
%
|
Апор,%
|
Апот,%
|
Арм,%
|
|
9
|
160
|
164
|
2,1
|
0,2
|
2,1
|
1,9
|
Краткие теоретические сведения и
расчеты:
Потери полезного ископаемого (руды)
пр - та часть запасов полезного
ископаемого, которая не извлекается а процессе отработки месторождения и
остается в недрах земли
П
пр
= ------- , (1.1)
Б
П= пр*Б= 0,083*160= 13,28
где П - количество потерянных балансовых
запасов;
Б -
погашаемые балансовые запасы полезного ископаемого.
Потери металла
П Апот
п
= ------------- , (1.2)
Б Аруд
13,28*2,1
п
= --------------- = 0,083
160*2,1
где Апот - содержание полезного
компонента в теряемой части полезного ископаемого; Аруд - содержание
полезного компонента в погашенных балансовых запасах.
Потери руды бывают: общерудничные (общешахтные)
и эксплуатационные.
Общерудничные потери:
в охранных целиках, оставляемых в целях сохранения наземных объектов, а также
при недопустимости нарушения целостности налегающих пород в пределах
предполагаемой зоны сдвижения от горных работ.
Эксплуатационные потери:
в неизвлекаемых целиках, предназначенных для поддержания очистного
пространства, в висячем и лежачем боках залежи за счет несоответствия контура
отбойки и фактического контура рудного тела, в целиках между рудоприемными,
доставочными выработками при экономической нецелесообразности их последующего
извлечения и т.п. Разубоживание полезного ископаемого (руды) - снижение
содержания полезного компонента в рудной массе Арм в процессе очистной
выемки по сравнению с содержанием его в исходном полезном ископаемом (в руде) Аруд.
Аруд - А рм
р
= ------------------- (1.3)
А руд
2,1 - 1,9
р
= -------------- = 0,095
2,1
Разубоживание бывает только эксплуатационным.
Источники разубоживания: в висячем и лежачем боках залежи за счет несоответствия
контура отбойки и фактического контура рудного тела, при необходимости
подработки пустых пород при создании очистных, нарезных или подготовительных
выработок на границе «руда-порода», при примешивании пустых пород или
закладочного материала к отбиваемой руде в процессе отбойки, при самотечной или
механизированной доставке и т.п.
Важнейшим источником разубоживания является
примешивание к руде в процессе добычи пород или закладочного материала, которое
характеризуется засорением руды
В
рр
= ------ , (1.4)
Д
В= рр*Д= 164*0,11= 18,04
где В - количество пород, засоривших
руду;
Д - количество
добытой рудной массы.
Потери и
разубоживание полезного ископаемого являются важнейшими показателями
применяемой технологии очистной выемки и нормируются для каждого предприятия и
для каждой применяемой системы разработки. Значения потерь и разубоживания, а
также других производных показателей извлечения полезного ископаемого из недр,
определяются, как правило, косвенным методом по нижеследующим общим формулам:
Б ( Аруд - Апор ) - Д ( Арм
- Апор )
пр
= ---------------------------------------------------- (1.5)
Б ( Апот - Апор
)
160 ( 2,1 - 0,2 ) - 164 ( 1,9
- 0,2 )
пр
= ---------------------------------------------- = 0,083
160( 2,1 - 0,2
)
Б ( Аруд - Апот ) - Д (Арм
- Апот )
Д ( Апот -
Апор )
160( 2,1 - 2,1) - 164 (1,9 - 2,1
)
рр =
------------------------------------------- = 0,11
164( 2,1 - 0,2 )
Для удобства пользования существуют
дополнительные показатели извлечения, в т.ч коэффициент извлечения рудной
массы
Д 1 - п
Кд = ----- = ----------- (1.7)
Б 1 - р
164
Кд = -------- = 1,025
160
. Расчет параметров и показателей
шпуровой отбойки руды при очистной выемке
Целью практического занятия является
закрепление теоретических знаний в области расчетов параметров и показателей
шпуровой отбойки при очистной выемке применительно к системам разработки с
восходящей слоевой выемкой (рис. 3).
|
№
|
D
|
M
|
F
|
α
|
ак,
|
Но
|
Nр
|
НШ
|
|
9
|
0,050
|
2,0
|
7,5
|
65
|
0,15
|
1,6
|
2
|
В-20
|
Краткие теоретические сведения и
расчеты:
Линия
наименьшего сопротивления (л.н.с.), м
(2.1)
где D - диаметр
шпура, м. Может принимать значения от 0,029 до 0,075 м.; G - плотность
ВВ в шпуре, кг/м3. В расчетах принять 1000 кг/м3;
Кз - коэффициент заполнения шпура, 1/ед.
Принимается от 0,6 до 0,7;
m
- коэффициент сближения зарядов, 1/ед., равный
1,0 - 1,5 при электрическом и 1,2 - 1,5 при
огневом взрывании;
q
-
удельный расход ВВ на отбойку, кг/м3,
q
= q0
· Kр
· Км, (2.2)
q
=0,5*1*2=1
где q0
-
теоретический, базовый удельный расход ВВ (меняется от 0,4 до 1,6 кг/м3 при
изменении коэффициента крепости F
отбиваемого массива от 4 до 20) , значение которого находится прямолинейной
интерполяцией приведенных граничных значений;
Кр
- коэффициент относительной работоспособности ВВ (Принять равным 1,0).
Км
- коэффициент, учитывающий выемочную мощность одного взрыва (меняется от 3,8 до
1,0 при изменении выемочной мощности от 1,0 до 3,5 м и более). Находится
прямолинейной интерполяцией приведенных граничных значений. Часто указанный
коэффициент называется коэффициентом зажима, а по своей физической сущности
отражает долю энергии взрывной волны, уходящей в окружающий горный массив без
отражения от свободной поверхности.
Расчетное
расстояние между шпурами в ряду, м
aо
= m
·
W
, (2.3)
aо=1,2*0,99=1,188
Ближайшие к контурам рудного тела шпуры (так
называемые краевые или приконтурные) бурятся на расстоянии ак = 0,1 -
0,3 м от контуров в зависимости от степени ослабленности контакта руды с
вмещающими породами.
Расстояние между приконтурными шпурами, м
(2.4)
где М - мощность рудного тела
(нормальная), м;
α - угол
падения залежи, градус;
Число шпуров в комплекте
(2.5)
где символ «**» означает округление
полученного числа до ближайшего большего целого.
Фактическое расстояние между шпурами
в ряду, м
(2.6)
При значительном отличии
фактического расстояния (а) от расчетного (ао) , а именно более
(1-2 D),
производится корректировка значения m в принятых
пределах и осуществляется соответствующий перерасчет значений W и a.
Объем отбиваемой руды за один взрыв,
м3
V = W · Nр · Hо (2.7)
V
=0,99*2*1,6=3,168
где Nр - число
рядов шпуров, взрываемых за один цикл;
Но - высота отбиваемого слоя
руды, м.;
Суммарная длина шпуров, м
(2.8)
где 0,9 - коэффициент
использования шпура при отбойке (КИШ);
φ - угол отклонения забойной
стенки массива от вертикали, градус.
Общее количество взрываемого ВВ, кг
(2.9)
Удельный расход ВВ на отбойку руды,
кг/м3
(2.10)
. Расчет параметров и показателей
скважинной отбойки руды
Целью
практического занятия является закрепление теоретических знаний в области
расчетов параметров и показателей скважинной отбойки комплектами веерных
скважин при очистной выемке.
|
№
|
D
|
M
|
Н
|
α
|
аконд
|
Lтр
|
№ВВ
|
f
|
|
9
|
0,085
|
12
|
22
|
65
|
0,35
|
0,9
|
11
|
7,5
|
Краткие теоретические сведения и
расчеты:
Скважинная отбойка применяется при отработке
средних и мощных залежей в высокопроизводительных камерных системах разработки,
а также в системах с обрушением руды и вмещающих пород. Из существующих схем
расположения скважин - веерной, параллельной и пучковой рассмотрена первая
(рис.4).
Веерное расположение скважин имеет ряд
достоинств, а именно:
относительно малого расхода буровых выработок в
расчете на единицу отбиваемого запаса руды;
возможность обуривания значительных запасов руды
без перестановки бурового оборудования.
Расчет параметров отбойки веерами скважин
состоит из аналитической части (определение линии наименьшего сопротивления
(л.н.с) W
) и графо-аналитической части, в которой определяются фактические значения:
-максимального расстояния между концами скважин амакс;
-минимального расстояния между заряженными
частями скважин амин.
Линия наименьшего сопротивления (л.н.с.), м
(3.1)
где D - диаметр
скважины, м. Принимает значения от 0,04 до 0,15 м.;
G
- плотность ВВ в скважине, кг/м3;
Кз
-
средний коэффициент заполнения скважин, 1/ед. Принимается от 0,6 до 0,7;
m
-
коэффициент сближения зарядов, 1/ед. Принимается равным от 1,2 (при трещинах,
параллельных плоскости забоя) до 0,5 (при расположении сетки трещин,
перпендикулярно к плоскости забоя). Равен 1,0 при монолитных рудах.
q
-
удельный расход ВВ на отбойку, кг/м3.
q
= q0
К1 К2 К4 К5 К6 К7 , (3.2)
q
=0,5*1,13*1,6*1*1*0,89*1,15=0,93
где q0
- теоретический расход ВВ на отбойку, кг/м3 (см.
табл. 3.1);
Таблица 3.1. Соотношение крепости
пород f
и теоретического удельного расхода ВВ на взрывную отбойку q0
|
Коэффициент
Крепости руды f
|
по
шкале проф. Протодъяко-нова М.М.
|
6
- 8
|
8
- 10
|
10
- 12
|
12
- 14
|
14
- 16
|
16
- 18
|
18
-20
|
>
20
|
|
q0
|
кг
/м3
|
0,4-0,5
|
0,5-0,6
|
0,7-0,9
|
0,9-1,0
|
1,0-1,2
|
1,2-1,3
|
1,3-1,5
|
>
1,5
Таблица 3.2. Таблица относительной
работоспособности ВВ.
|
№ВВ
п/п
|
Тип
ВВ
|
Плотность
в заряде, т/м3
|
Коэффициент
К1
|
|
1
|
Аммонит
№6 ЖВ
|
1,0
- 1,2
|
1,00
|
|
2
|
Аммонит
№7 ЖВ
|
1,0
- 1,2
|
1,04
|
|
3
|
Аммонит
скальный №1
|
1,1
|
0,81
|
|
4
|
Аммонит
скальный №3
|
1,0
- 1,1
|
0,80
|
|
5
|
Аммонит
прессованный
|
1,4
- 1,5
|
0,76
|
|
6
|
Аммонал
водоустойчивый
|
0,95
- 1,3
|
0,91
|
|
7
|
Граммонал
А-8
|
0,85
- 1,0
|
0,83
|
|
8
|
Граммонит
|
0,8
- 1,1
|
1,00
|
|
9
|
Гранулит
АС-4
|
0,8
- 1,2
|
0,98
|
|
10
|
Гранулит
АС-8
|
0,8-1,2
|
0,89
|
|
11
|
Гранулит
«М»
|
1,0
- 1,2
|
1,13
|
|
12
|
Гранулит
С-2
|
0,8
- 1,1
|
1,13
|
|
13
|
Детонит
«М»
|
1,0
- 1,3
|
0,82
|
|
14
|
Динамол
АМ-10
|
0,9
- 1,1
|
0,83
|
|
15
|
Динафталит
|
1,0
- 1,15
|
1,08
|
|
16
|
Зерногранулит
7а/21
|
1,0
- 1,1
|
0,95
|
|
17
|
0,8
- 1,2
|
1,13
|
К2 - коэффициент,
учитывающий соотношение между средним расстоянием между блокообразующими
трещинами в массиве Lтр
(табл. 3.3) к размеру кондиционного куска руды аконд, определенного
проектом (от 0,2 м до 1,2 м)
Lтр
n
К2 = ( ------------ ) , (3.3)
аконд
0,9
0,5
К2 = ( ------------ ) = 1,6
0,35
где n
-
показатель степени, меняющийся от 0,5 до 0,6;
Таблица 3.3 Рекомендуемое расстояние
между блокообразующими трещинами в массиве Lтр
|
Качественная
характеристика массива по степени нарушенности системами блокообразующих
трещин
|
Lтр,
м
|
|
Весьма
трещиноватый, мелкоблочный массив
|
0,1
- 0,25
|
|
Трещиноватый,
среднеблочный массив
|
0,25
- 0,5
|
|
Среднетрещиноватый,
среднеблочный массив
|
0,5
- 1,0
|
|
Слаботрещиноватый,
крупноблочный массив
|
1,0
- 1,5
|
|
Монолитный,
весьма крупноблочный массив
|
более
1,5
|
К4 -
коэффициент, учитывающий условия отбойки в зависимости от числа обнаженных
плоскостей и равный: 0,8 - при отбойке на 2 обнаженных плоскости, 1,0
- на одну обнаженную плоскость при отбойке на пустое пространство и 1,3
- при отбойке на зажимающий материал;
К5 -
коэффициент, учитывающий способ заряжания скважин ВВ и равный 1 - при
ручном заряжании патронированным ВВ и 0,9 - при механизированном
заряжании россыпным ВВ;
К6 -
коэффициент относительного диаметра скважин
D
n
К6 = (----------) , (3.4)
0,105
0,085 0,5
К6 = (----------) = 0,89
0,105
где n
- показатель
степени, меняющийся от 0,5 при мелкотрещиноватых до 1,0 - при
монолитных рудах;
К7 -
коэффициент, учитывающий применяемую схему расположения скважин и равный 1,15
при веерных комплектах.;
Дальнейший расчет производится с использованием
разреза отбиваемой части массива в плоскости веера (рис.4).
Перед началом графической части вычисляются
значения:
амакс = 1,5 W;
(3.5)
амакс = 1,5 *2,07=3,1
амин= 0,5 W.
(3.6)
амин= 0,5 *2,07=1
Определяются абсолютные показатели отбойки:
- объем (в массиве)Vруд
и количество Qруд,
отбиваемой
руды за один взрыв
Vруд
= S N W, (3.7)
Vруд
= M H N W=12*22*2*2,07=1093
где S
- площадь отбиваемого массива в плоскости веера, м2;
N
- число отбиваемых комплектов вееров скважин за один взрыв;
Qруд
= Vруд
γ,
т, (3.8)
Qруд
= 1093*1=1093=1,1т.
где γ
- плотность руды, т/м3.
. Расчет показателей
механизированной доставки руды
Целью практического занятия является
закрепление теоретических знаний в области расчетов параметров и показателей
доставки рудной массы с помощью ПДМ.
|
№
|
Емкость
ковша, м3
|
Средний
диаметр куска, м
|
Выход
негабарита, %
|
Длина
грузового маршрута, м
|
Длина
порожнего маршрута,м
|
|
|
Vk
|
dср
|
Вн
|
Lгр
|
Lпор
|
|
9
|
5,0
|
0,55
|
6
|
180
|
180
Эксплуатационная производительность ПДМ, т/смену
 (4.1)
где Тсм - продолжительность
смены, час.;
q -
грузоподъемность машины, т.;
Кив -
коэффициент, учитывающий использование машины во времени в течение смены
(меняется от 0,6 до 0,9);
Ктн -
коэффициент, учитывающий затраты времени на перемещения негабаритов.
Принимается равным 0,9-0,95;
Тдв - суммарное
время движения машины с грузом и без груза, мин.
 (4.2)
где Lгр и Lпор - длина
маршрута соответственно с грузом и без груза, м;
Vгр и Vпор - средняя
скорость движения соответственно с грузом и без груза, км/час;
Кнег -
коэффициент, учитывающий выход негабарита
Кнег = 1 + 0,02 · Вн (4.3)
Кнег =1 + 0,02 ·6=1,12
где Вн - выход негабарита, %;
Тн -
время наполнения ковша, мин
 (4.4)
где В - ширина ковша,м;
dср - диаметр
среднего куска,м
Тз - среднее в течение смены
время, необходимое для ликвидации зависаний в выпускных выработках, мин.;
 (4.5)
где tзав -
среднее время, необходимое для ликвидации одного зависания, мин. (принимать 15
мин.)
Тр - среднее время разгрузки,
мин. (принимать 0,5 мин.);
5. Расчет показателей извлечения в
системах с обрушением руды и вмещающих пород
Целью практического занятия является закрепление
теоретических знаний в области расчетов параметров и показателей самотечной
доставки рудной массы по очистному пространству (выпуску) под обрушенными
породами.
|
№
вар.
|
А,
м
|
В,
м
|
Н,
м
|
m,
м -1
|
Аруд,
%
|
Апор,%
|
Арм,мин%
|
|
9
|
8,0
|
10,0
|
80
|
0,44
|
2,1
|
0,2
|
0,7
|
Краткие теоретические сведения и
расчеты:
Самотечная доставка руды по очистному
пространству под обрушенными породами применяется в системах разработки 2-го
класса - системах с обрушением руды и вмещающих пород. С точки зрения выпуска
руды наиболее широко используются две принципиально отличающихся схемы выпуска
- донный и торцевой.
Рассмотрим донный выпуск руды, при котором в
нижней части блока создается специальное днище, состоящее из серии рудоприемных
и рудовыпускных выработок. Рудоприемные выработки - воронки и траншеи. В нижней
части рудоприемные выработки переходят в рудовыпускные выработки в виде
наклонных или горизонтальных ниш и заездов. Основные параметры донного выпуска:
Н - высота
слоя выпускаемого слоя руды, м;
Dо
- приведенное расстояние между пунктами выпуска, м
Dо
= √
( А Б ), (5.1)
Dо
= √
( 8*10 )= 8,94
где А и Б - средние расстояния между
пунктами выпуска по простиранию и вкрест простирания рудного тела
соответственно,
m
-
коэффициент, характеризующий сыпучие свойства руды, м -1
Для реальных рудников значение этого показателя
меняется от 0,3 (хорошие сыпучие свойства) до 1,1 (плохие сыпучие свойства,
граничащие с отсутствием сыпучих свойств).
Объем выпускаемой руды, приходящийся на один
пункт выпуска Б = Н А Б, который в дальнейших расчетах принимается за
единицу, а все остальные величины измеряются в относительных единицах.
Процесс выпуска руды и его математическое
описание производится графо-аналитическим методом с использованием двух графических
зависимостей, построенных в одних и тех же осях (рис.6):
зависимость коэффициента извлечения руды Кр
от коэффициента извлечения рудной массы Кд (график Кр);
разубоживание руды в дозе выпуска Рд
от коэффициента извлечения рудной массы Кд (график Рд).
В процессе выпуска руды под налегающими
обрушенными породами первоначально извлекается чистая руда. На графике Кр
- это прямолинейный отрезок «0-1». Окончание выпуска чистой руды
характеризуется первым характерным моментом (точка «1» на графике Кр ) -
коэффициентом извлечения рудной массы Кд, равного по определению
коэффициенту извлечения чистой руды Крч. Соответствующие значения
координат:
Кд = Крч;
Кр = Крч,
При дальнейшем выпуске к руде начинают
примешиваться налегающие пустые породы, поступающие сверху. Объем примешивания
пустой породы в процессе выпуска рудной массы все более увеличивается и
существует момент (точка «2» на графике Кр), не достигаемый на практике,
но существующий теоретически, когда из выпускного отверстия начинает поступать
только пустая порода. Соответствующие значения координат:
Кд = Кд.макс
Кр=Кр.макс.
Графическая зависимость Рд от Кд,
характеризующая качество выпускаемой рудной массы, соответственно имеет также
два характерных момента:
Окончания выпуска чистой руды и начала разубоживания
руды с координатами:
Кд = Крч;
Рд = 0;
Максимального извлечения руды, после которого
возможен выпуск только пустой породы с координатами:
Кд = Кд.макс;
Для построения рассмотренных графических
зависимостей по характерным точкам («0», «1» и «2»), отражающих реальные
условия ( в нашем случае - для запасов руды, которая засоряется только
налегающими породами), предлагаются следующие формулы:
mD2
Крч = - 0,44 ------ (для точки «1»)
(5.2)
Н
0,44*8,942
Крч = - 0,44 -------------- = 0,19
80
mD2
Кр.макс = 1 - 0,19 ------ (для точки
«2») (5.3)
Н
0,44*8,942
Кр.макс = 1 - 0,19 --------------- =
0,92
80
mD2
Кд.макс = 1 + 0,37 ------ (для точки
«2») (5.4)
Н
0,44*8,942
Кд.макс = 1 + 0,37 --------------- =
1,16
80
В реальных условиях выпуск руды прекращается по
условию достижения предельной кондиции выпускаемой рудной массы, которая
определяется предельным разубоживанием в дозе выпуска Рд.пред
Аруд - Арм.мин
Рд.пред = -------------------------
, (5.5)
Аруд - Апор
2,1 - 0,7
Рд.пред = --------------- = 1,4
1,2 - 0,2
где Аруд, Апор - содержание полезного компонента
(металла) соответственно в руде и породе;
Арм.мин - минимально
допустимое содержание полезного компонента в рудной массе, определенное
экономическими расчетами на стадии проектирования предприятия. Выпуск рудной
массы с более низким содержанием полезного компонента недопустим, т.к. является
экономически невыгодным.
По формуле (5.5) Рд.пред = 0,60. По формуле
(5.2) Кр.ч = Кд.ч = 0,78. По формуле (5.3) Кр.макс = 0,91. По формуле (5.4)
Кд.макс = 1,19.
По построенным графическим зависимостям задача
определения показателей извлечения, соответствующих найденному по
вышеприведенной формуле значению предельного разубоживания в дозе выпуска
Рд.пред, решается в следующей последовательности:
на графике Рд находится точка с
координатой Рд = Рд.пред и определяется соответствующее значение
координаты Кд = Кд.пред ( в рассматриваемом примере 0,87);
на графике Кр находится точка с
координатой Кд = Кд.пред и определяется соответствующее значение
координаты Кр = Кр.пред( в рассматриваемом примере 0,84);
потери руды п вычисляются по
формуле
п
= 1 - Кр.пред ( в рассматриваемом примере 0,16); (5.6)
п
= 1 - 0,92=0,1
- разубоживание руды р вычисляется
по формуле
Кр.пред
р
= 1 - ------------- ( в рассматриваемом примере 0,04)
(5.7)
Кд.пред
0,92
р
= 1 - ------------ = 0,05
1,16
- определяются балансовые запасы руды Б,
приходящиеся на один пункт выпуска
- определяются
абсолютные значения количества выпущенной рудной массы Д = Кд * Б,
количества извлеченной руды Ир = Кр * Б и величина потерь руды П = Б
- Ир.
Вывод
Данный курсовой проект является
заключительной стадией при практическом закреплении материалов, изложенных в
курсе «Разработка месторождений полезных ископаемых».
В результате выполнения курсового
проекта приходим к следующим результатам:
. Рассчитаны потери
и разубоживания руды;
2. Рассчитаны
параметры и показатели шпуровой отбойки руды при очистной выемке;
. Рассчитаны
параметры и показатели скважинной отбойки руды;
. Рассчитаны
показатели механизированной доставки руды;
5. Рассчитаны
показатели извлечения в системах с обрушением руды и вмещающих пород.
Список используемой литературы
ископаемое руда горнодобывающий
1. Набатов В.В., Хакурате А.М. и
др. Практикум по дисциплине «Подземная разработка рудных и нерудных
месторождений». М., МГГУ, 2002. -
2. Абрамов В.Ф., Калинин А.Р.
Учебное пособие. Подземная разработка рудных месторождений (краткий курс).
Москва, МГГУ, 2002. - 88 с
. . Жигалов М.Л., Набатов
В.В. и др. Методические указания к практическим занятиям по дисциплине
«Подземная разработка рудных и нерудных месторождений» для спец. ТО. М., МГГУ,
1994. - 42 с.
. Баранов А.О. Технология и
комплексная механизация подземной добычи руд. Учебное пособие. Москва, МГИ,
1982. - 78 с
. Именитов В.Р. Процессы
подземных горных работ при разработке рудных месторождений. М., Недра, 1978. -
. Кузьмин Е.В. и др. Основы
горного дела. М., 2007. -
. Савич И.Н., Зенько Д.К.
Методические указания к практическим занятиям по дисциплине «Процессы
подземного горного производства». М.,МГГУ. 2006. - 55 с.
Похожие работы на - Добывание руды из скважины
| |